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1、河南省嵩基能源投资有限公司周山煤业采煤工作面作业规程编号：CM001 工作面名称： 1201工作面 编 制 人： 赵现知 施工负责人： 马振林 总工程师： 王满仓 生产矿长： 翟书西 批准日期：2012年10月18日 执行日期：2012年10月18日审 签 意 见部 门意 见签 字日 期总经理机电副总经理安全副总经理生产副总经理通防副总经理调度室机电科安全科生产技术科通防科通风科防治水科培训科采煤队总工程师会签意见：公司总工程师会签意见：目 录第一章 概况5周山煤业简介5第一节 工作面位置及井上下关系5第二节 煤 层6第三节 煤层顶底板6第四节 地质构造7第五节 水文地质8第六节 影响回采的其
2、它因素9第七节 储量及服务年限10第二章 采煤方法10第一节 巷道布置10第二节 采煤工艺11第三节 设备配置17第三章 顶板管理18第一节 支护设计18第二节 工作面顶板管理23第三节 上、下安全出口及超前支护段顶板管理23第四节 矿压观测24第四章 生产系统25第一节 运输25第二节 “一通三防”与安全监控25第三节 排水供水系统26第四节 供电28第五节 通讯照明29第六节 压风自救系统30第七节 人员定位系统32第五章 劳动组织和主要经济技术指标32第一节 劳动组织32第二节 作业循环33第三节 主要经济技术指标33第六章 煤质管理34第七章 安全技术措施35第一节 一般规定35第二节
3、 顶板53第三节 防治水55第四节 爆破56第五节 “一通三防”与安全监控58第六节 运输59第七节 机电67第八节 其他69第八章灾害应急措施及避灾路线72第一章 概况周山煤业简介矿井位于登封市大冶镇周山村境内，设计生产能力30万吨/年，地质储量910万吨，可采储量362万吨，服务年限8.6年。井田走向长3.38km，倾斜宽0.551.2km，井田面积2.8km2。矿井采用立井单水平上、下山开拓方式，中央分列抽出式通风，属瓦斯矿井。矿井主采二1煤，煤厚2.3517.8m，平均厚度6.19m，煤层倾角1931，煤层三类不易自燃，煤尘爆炸指数14.82。矿井具有一个采区（12采区），一个回采工作
4、面（1201工作面），工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，采用ZH2000/16/24ZL悬移支架支护顶板。第一节 工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系表(表一)水平名称-180水平采区名称12采区地面标高370m375m井下标高-178-74.9m地面的相对位置塔湾村10、11队居民所在地址南荒山回采对地面设施的影响无影响井下位置及相邻关系北部为12030工作面（未采），南部为杨树沟F3断层防水煤柱，西部是采空区，东部为工业广场保护煤柱。走向长度(m)200倾斜长度(m)60面积(m2)12000第二节 煤 层煤层情况表(表二)煤层厚度(m)6.19煤层结构简单煤层倾
5、角（）26开采煤层二1煤 种贫煤稳定程度中等煤层情况描述煤层顶底板岩层节理发育，岩层松软、破碎，矿压较大，对巷道支护影响较大，顶板随采随落，周期来压不明显，但舍帮压力大，支柱下沉快，回采过程中容易出现矸石伤人和埋压事故等不利因素。第三节 煤层顶底板煤层顶底板情况表(表三)顶、底板名 称岩石名称厚度(m)特征老顶细粒砂岩10.05灰色,薄层状.缓波层状层理.成分以石英为主，其次为长石，泥质胶结层面含少量植物化石碎片，下部含少量菱铁质结核。直接顶中粒砂岩5.75灰色，薄层状。水平层理。成分以石英为主，其次为长石岩硝，泥质胶结，层面含植物化石以及炭质。伪顶泥岩0.5灰色，薄层状。含植物根部化石部分缺
6、失。直接底细粒砂岩9.9灰深色细粒石英砂岩夹砂质泥岩,泥岩薄层,俗称老君堂砂岩。老底灰岩4.7灰色泥岩,砂质泥岩与薄层石灰岩互层状泥岩细腻致密,含菱铁质结核,L8L9较稳定L10则多相变为泥岩,砂质泥岩,以其顶界面与山西组分界。附图一：工作面地层综合柱状图地层系统顶底板岩石特征层厚(m)岩石名称岩性描述系 统组示意 二 叠 系下统山西组老顶 10.05细粒砂岩灰色,薄层状.缓波层状层理.成分以石英为主，其次为长石，泥质胶结层面含少量植物化石碎片，下部含少量菱铁质结核。直 接顶. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 5.75中粒砂岩灰色，薄
7、层状。水平层理。成分以石英为主，其次为长石岩硝，泥质胶结，层面含植物化石以及炭质。伪顶- - - - - - - - - - - - - - - - 0.5泥岩灰色，薄层状。含植物根部化石部分缺失。煤层6.19二1煤黑色，粉末状为主。少量块状半亮光亮型，煤层结构简单，勘察区北部含薄层炭质泥岩或泥质夹矸一层。（0.39-0.55m）直接底 9.9细砂岩灰深色细粒石英砂岩夹砂质泥岩,泥岩薄层,俗称老君堂砂岩。石炭系上统太原组老底4.7灰 岩灰色泥岩,砂质泥岩与薄层石灰岩互层状泥岩细腻致密,含菱铁质结核,L8L9较稳定L10则多相变为泥岩,砂质泥岩,以其顶界面与山西组分界。第四节 地质构造一、断层情
8、况以及对回采的影响断层情况表(表四)断层 名称走向倾向倾角/()性质落差/m对回采的影响周山逆断层（F4）东西NW50-60不导水100200该工作面距断层上盘50m；按煤矿防治水规定不会对回采有影响。周山支逆断层（F4-1）西南东北NNW50-60不导水080该断层在工作面北部距回采工作面较远，不会对回采有影响杨树沟正断层（F3）东西N65-70导水150350该工作面距断层50m；按煤矿防治水规定经计算留有55m的防隔水煤柱，不会对回采有影响。二、褶曲情况以及对回采的影响采面有小型褶曲但对回采影响不大。三、其他因素对回采的影响煤层顶底板岩层节理发育，岩层松软、破碎，矿压较大，对巷道支护影响
9、较大，顶板随采随落，周期来压不明显，但舍帮压力大；支柱下沉快，回采过程中容易出现矸石伤人和埋压事故等不利因素。第五节 水文地质一、涌水量正常涌水量：3-5m/h最大涌水量：10m/h二、含水层（顶部和底部）分析二1煤顶板直接充水砂岩含水层：，二1煤顶板4860m范围内所含砂岩裂隙含水层组岩性为细中粒砂岩，共发育39层，累计厚度为22m左右。砂岩致密坚硬，裂隙不发育且多被方解石脉充填，主要以顶板淋水形式矿坑冲水。该含水层补给条件差富水性不均一,水文地质条件简单，为砂岩裂隙承压水较弱。二1煤层底板灰岩含水层为太原组下上段灰岩岩溶裂隙含水层（L7L8）组成的灰岩含水层组。其中以L7石灰岩发育较厚，层
10、位稳定，厚度为149m左右。其岩溶裂隙发育不均，该石灰岩发育程度和含水层导富水性强于上段灰岩，为中等富水性的岩溶裂隙承压水含水层极不均一，岩溶水补给循环条件中等，回采过程中会出现底板涌水现象，下付巷设置临时水仓，使用水泵排水，对开采煤层影响不大。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况表(表五)瓦斯0.88 m3/tCO0.44 m3/t煤尘爆炸性 14.82煤层的自燃倾向性三类不易自燃地温危害无冲击地压危害无二、地质部门的建议（1）在回采过程中经过断层及其破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的悬移支架液压支柱要保证足够初撑力。（
11、2）顶板冒顶部分用圆木背牢架实，采空区大面积不垮落地段强制性放顶，防止大面积垮落。（3）工作面每向前推进20m，探测顶底板煤层厚度，推断工作面煤炭准确储量和回采率。（4）对工作面底板涌用水地段应及时疏通水沟，将水流到临时水仓并及时排出，记录该地点的涌水量。（5）夹矸地段和薄煤带在图纸上做出准确记录。第七节 储量及服务年限一、储量工作面工业储量：11.5万吨工作面可采储量：10.7万吨二、工作面服务年限工作面服务年限 =（可采推进长度/设计月推进长度）/12 =200/26/12 =0.6a第二章 采煤方法第一节 巷道布置一、采区设计、采区巷道布置概况大巷布置在-200水平，沿煤层倾向掘进运输上
12、山，采煤工作面共掘进两条巷道，满足通风、运料、行人、运输的需要。二、工作面下付巷1201工作面下付巷（运输巷）与12采区轨道石门上山和采区煤仓相连，下付巷为U型钢三心供支护，下付巷断面为3.82.8m,下付巷主要用于运输、通风、行人。三、工作面上付巷1201工作面上付巷（回风巷）与12采区西上仓斜巷相连，经总风巷至回风井。为U型钢半圆拱支护，上付巷断面为3.82.8m,上付巷主要用于工作面回风、运料。四、工作面切眼开切眼主要用于安装工作面采煤设备及连接上、下两巷，形成通风、生产系统。附图二：工作面位置及巷道布置图第二节 采煤工艺一、采煤工艺落煤、装运煤、支护、放煤、移刮板输送机。二、工艺流程交
13、接班-打眼注水-打眼爆破（落煤）-临时支护-移架采煤-放顶煤-移刮板输送机1、交接班交接班时，跟班班长与跟班班长、工程质量验收员与工程质量验收员，支架维修工、特殊工种人员之间交接班，交清问明事故隐患和注意事项，机、电工检查设备情况，各岗位填写相应交接班记录。2、注水采煤前首先对煤壁进行注水，详见注水设计。注水设计：打孔设备：采用ZQS-65/2.5手持式气动钻机，381000mm的双螺纹钻杆配75钻头。注水孔设计：a、煤厚h6m时，注水孔呈三花眼布置，上孔布置于煤壁顶梁0.5m处，孔深不小于6m，仰角不小于30；下孔布置于煤壁距底板1m处，孔深不小于5m，俯角15-20；孔间距均为3m。b、煤
14、厚3mh6m时，注水孔布置于距煤壁底板1m处，孔间距3m，单孔孔深不小于5m，仰角15-20。c、煤厚2mh3m时，注水孔垂直煤壁布置，距底板1m处，孔间距3m，单孔孔深不小于5m。注水孔封堵：注水孔封堵采用MZF-751000mm水力膨胀式封孔器封孔。煤层注水：用快速接头使封口器与BRW80/20连接，注水压力控制在2Mpa-3Mpa。注水时间以煤墙挂汗、梁头滴水、相邻注水孔出水为宜。确保作业地点煤层煤体充分湿润。注意事项：a、打眼工必须严格按照操作规程执行。b、打眼前必须先检查工作地点的帮顶是否完好。c、注水时严禁人员正对注水孔。d、上、下端头第一个注水孔与两巷保持3m间距，在对其注水时，
15、必须严格观察上、下付巷替棚支架有无变化。否则，必须加固支架后再进行注水。e、工作面爆破前，将炮眼附近注水孔用煤粉等封孔。严禁将注水孔作为炮眼装药爆破。附图三：注水孔设计图 3、打眼放炮（1）采用人工打眼，爆破落煤，炮眼布置及特征：炮眼布置采用三花眼，眼深1.0m，顶眼间距1m，距顶梁0.7m，底眼间距1m，距底0.3m，孔深1m。（详见炮眼布置图）。（2）爆破器材：该工作面采用ZQS-65型手持式气动钻机配合1.2m的大麻花钻杆打眼, 所用雷管为瞬发电雷管,使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药，用MFB150型起爆器起爆。（3）起爆顺序:先放底眼，再放顶眼。（4）封孔方式：采用水炮皮封孔，并用
16、黄土填满封实。要求封泥长度不低于500mm。（5）联线方式：串联。（6）放炮方式：采用一次打眼，分组装药，分组起爆。4、爆破说明（1）采用正向爆破,严格按炮眼布置图的联线顺序联接起爆,一次起爆长度为6炮，其中顶眼最大装药量150g，底眼最大装药量300g。（2）采煤工作面煤层变薄时，另行下发专项措施和炮眼布置图。（3）引药制作由专职放炮员制作, 数量根据工作面当班需要,引药制作完毕后必须将雷管的脚线扭成短路。（4）爆破方法根据工作面顶底板情况,每次最多起爆6炮，以减少空顶面积，严禁放通场炮，以保证顶板的稳定性。附图四：炮眼布置图爆破说明书：循环指数项目单位数量项目单位数量眼距m1眼数个60顶距
17、m0.7药量kg27底距m0.3雷管发60仰角5眼深m1俯角3水平角75装药克150-300封泥满孔径mm405、移梁爆破落煤后前伸伸缩梁临时护顶，在伸缩梁的掩护下攉煤工进行攉煤。6、移架采煤移架过程：爆破后前伸伸缩梁护顶提起四根立柱收回伸缩梁前移顶梁及四柱落四柱支撑顶梁移托梁（1）放炮后伸出伸缩梁护顶，在伸缩梁掩护下攉煤工攉出爆破落煤量的2/3左右，采煤工开始手镐落煤，刷出0.8m的移架空间。（2）操作手柄提起四根支柱，使支柱柱鞋脱离底板100300mm。（3）操作手柄伸出移架千斤顶，推动顶梁带动四根立柱同时操作手柄向前移动0.8m。（4）每个工作段伸缩梁全部伸出，不能超过3架，超过3架必须
18、移架。（5）顶梁移到位后，操作手柄落下四根支柱，使顶梁与顶板严密接触约2-3秒，相邻支架顶梁要平直，以保证足够的支柱初撑力。（6）整排巷采通后，收回移架千斤顶活塞，使托梁整体前移0.8m，托梁恢复到放炮前位置。（7）将各操作手把恢复到“零”位。7、装运煤（1）落煤：采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。（2）装煤:采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。（3）运煤:工作面采用SGB620/40T型溜子运煤，下付巷采用一部SGB620/40T型溜子、650mm型带式输送机，SGB620/40T型溜子运至溜煤眼。8、放顶煤工作面放顶煤采用间隔分段、多轮次放煤法进行放煤，具体步骤如下：（1）放煤口的位置每
19、架一口，距刮板输送机边缘上方0.30.5m处调整挡矸链放煤。（2）放煤顺序：由机尾向机头方向（由上而下）。 （3）编号方法：工作面分为2-3个作业段同时放煤作业，放煤口间隔距离大于10m，每个作业段每次只准一架放煤。工作面从上向下的每个作业段将放煤口依次编为1、2、3、4。（4）单双号间隔放煤：先在1、3编号口放煤，再在2、4编号口放煤。（5）多轮次循环放煤为了控制工作面顶板，使顶板均匀下沉，保证回收率达到要求。放煤时间视顶煤厚度确定，第一轮次放出顶煤总量的1/2，然后调整挡矸链或用竹笆、椽子挡门，待工作面放煤口全部放完一遍后，再进行第二轮放煤。第二轮仍是单、双号间隔放煤，依次进行，直到把顶煤
20、放完。9、移刮板输送机（1）工作面顶煤放完后，浮煤、杂物清理干净，然后移刮板输送机，移刮板输送机采用单体柱移溜，推溜器每10安装一个。（2）移刮输送机要做到平、直、稳、正、牢，弯曲段长度不低于15m。移刮板输送机移好后与前柱保持0.15m间距。三、工作面迎山值确定（1）采煤工作面每节巷道坡度由验收员在现场提前测定，同时根据测定的坡度现场标定每节迎山值的大小。（2）当班挂节采煤工应根据验收员已标定的迎山值进行站柱。 （3）迎山值的测定：测单体柱柱帽的垂线（垂线1米处）与单体柱的水平距离。迎山值确定见表工作面倾角迎山角迎山值510130105mm11152195mm1620330270mm2125
21、4345mm2630430435mm3135530520mm四、采煤方法采用走向后退式炮采放顶煤采煤方法。五、工作面正规循环生产能力据公式W=LShrc式中 W正规循环生产能力，t L工作面长度，mS正规循环推进长度，mh采高，mr煤的视密度，t/mc工作面采出率，W=LShrc =600.86.191.40.93=387t第三节 设备配置一、设备配备情况-200水平西运输大巷设立乳化液压泵站，安装一套BRW125/31.5型乳化泵，两泵一箱，一用一备。布置32高压胶管向采面供液，用液压接头连接。采煤工作面采用ZH2000/16/24ZL悬移液压支架支护，采用SGB620/40T型刮板运输机运
22、煤。第三章 顶板管理第一节 支护设计一、工作面支护工作面上4m,、下5m安全出口不装支架，采用4m长型钢梁配单体柱对棚支护，交替前移，每组柱距为0.5m，每根梁四柱（穿鞋）。型钢距排头悬移支架间隙不超过0.5m。基本支架采用ZH2000/16/24ZL型悬移液压支架支护,每架四柱,基本架长2.8m，支架中心距1000mm20mm。支架主要技术参数项 目单位参 数项 目单位参 数支架高度m1.6-2.4立柱直径mm125支架宽度m0.96泵站工作压力MPa20-31.5基本支架长度m2.8工作阻力KN2000支架步距m0.8额定工作压力MPa3642伸缩梁长度m0.8初撑力KN1545立柱数量根
23、4工作液M10，乳化液浓度3-5%（1）顶板压力估算A、Qn=9.678KM0.21R（该公式为中国矿大综采放顶煤理论与实际公式）式中：Qn支架额定支护强度M煤层厚度，6.19mK备用系数，取1.1 R岩石容重，取24kN/m3则：Qn=9.6781.16.190.2124/1000=0.37MpaB、选取工作面8倍采高的岩柱压力进行支护强度验算：Qn =8Hrg式中：Qn 支架所需支护强度，MPa； H采高，取2.0m； r顶板岩层平均容重，取2.4103kg/m3； g重力加速度，9.81；则：Qn=8hrg=82.02.41039.81/(1.0106)0.38MPa工作面所需支护强度选
24、最大值0.38MPa。（2）支架支护强度计算P支=P阻/L式中：P支支架支护强度，MPa； P阻支架工作阻力，2000kN;L工作面最大控顶距，3.6m则：P支=P阻/L=2000103/（3.61.0106）=0.56MPa通过以上分析，采用ZH2000/16/24ZL悬移液压支架支护强度为0.56MPa，大于工作面上覆岩层所需支护强度0.38MPa，故选用该种支架可满足回采工作面顶板支护强度要求。（3）对底板比压计算二1煤层底板为黑色泥岩、砂质泥岩，其中泥岩抗压强度最小在2431 MPa，平均 27 MPa。ZH2000/16/24ZL悬移液压支架对底板比压计算：P底=P阻/（4S）式中：
25、P底支架对底板比压，MPa； P阻支架工作阻力，2000kN；S柱底面积，125mm的单体柱柱底面积为0.012m2；则P底=2000/（40.012103）=41.7MPaP底大于泥岩、炭质泥岩的抗压强度，因此当底板为泥岩、砂质泥岩或煤层时，需装底盘或在立柱下垫尼龙鞋。该种支架备有360mm底盘，装底盘后，P底=41.9MPa，满足支护要求。二、控顶距与放顶步距该工作面基本支架最小控顶距2.8m，最大控顶距3.6m，放顶步距0.8m。三、特殊支护采煤工作面安全出口与巷道连接处超前压力影响范围内必须加强支护，且加强支护的巷道长度不得小于20m；此范围内的巷道高度不得低于2.0m。安全出口和相连
26、接的巷道施工队必须设专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓、变形、烂帮漏顶时，应及时更换、清挖、处理。在上、下付巷内，型钢梁替棚段自工作面煤墙向外用2.4m型梁配合单体柱打不少于10m的双排超前支护、10m单排超前支护（交接梁上背坑木）。安全出口处超前支护不得打断，超前支护全部连锁，保证支柱完整无缺，初撑力达90kN以上，高度不低于1.6m，巷道下宽不低于2.8m。运输巷应留有不少于0.7m宽的人行道，所有单体柱使用防倒链。四、尾巷回收1、上尾巷与放顶线回齐，下尾巷滞后放顶线不超过1.5m，回收尾巷后放落顶煤，使用竹芭、圆木挡门，回收期间必须有跟班队长或班长现场指挥，负责处理回收工作中出现的各种
27、问题，确保回收工作安全。2、尾巷回收工作必须由三人配合作业，一人观山，二人操作。3、回收前必须先加固周围支架，清理好退路，只有在确保安全的情况下方可开始回收工作。4、回收上尾巷时，必须先停止运输机，并把开关手把打至“0”位闭锁，工作结束前，任何人不准开动运输机。5、尾巷回收后，若舍帮不实，必须充填或强制顶板垮落，并挡好门，防止瓦斯积聚。6、回收工作完成后，要将回下的单体柱、型梁等拉至两巷20m外宽敞处存放，并码放整齐，严禁堆放在运输机机尾处。7、若因地质原因需扎杆时，对回收尾巷要制定单项措施，确保回收安全。五、上、下付巷替棚工作面上下两巷均为U型钢支架支护，要求超前切巷口20m范围内的支架用液
28、压支柱配合型梁替换下来。为确保替棚工作安全、顺利进行，现制定如下措施：1、替棚前要备足备齐各种支护材料和工具，并有一定数量防冒顶材料（钎椽、椽子、荆笆），统一码放，不得影响通风和巷道卫生。2、作业前应先加固施工地点及前后5m的支架，同时，管线、设备加以移设或掩盖，然后将浮煤、杂物清净，保证施工地点巷高2.0m以上,同时选择好躲避退路。3、替棚时必须坚持先套后回的原则，套二回一，严禁空顶作业，替棚工作采用手镐落煤，不允许开帮。4、替棚过程中必须严格执行敲帮问顶制度，替棚前采用撞楔法向老棚方向上打入一排密度适中的长钎椽超前护顶，同时认真检查顶板塑料网的搭接情况，确认无危险后，方可进行拆除支架工作。
29、5、替棚必须由经验丰富的老工人施工，专人观山，专人操作，发现问题，及时处理，施工人员必须站在合格棚梁下作业，坚持小拿小取的原则，在替换棚时，严禁闲杂人员通过，必要时要设专人把口，临近不得有人做其它工作。6、回撤老棚时先用单体柱升在U型钢梁下，用掏柱窝的方法去两帮的U型钢支架腿，最后由两人扶住U型钢梁，一人缓慢降梁下的单体柱去梁，升降单体柱时躲开支柱打滑方向和打滑范围，以防伤人。7、回撤原支架时，应有人统一指挥，作业前先清净周围煤矸杂物，选择好躲避退路，每回一架立即将帮顶背严挡实，严防掉矸伤人及发生冒顶事故。8、替棚必须由里向外进行，只准一处替棚，严禁两处及以上地点同时施工，拆除老棚时必须拆一架
30、补一架，一架未完成之前，不得拆除下一架，严禁一次同时拆除两架或两架以上老架。9、替棚工作应连续进行，在一架未完工之前，不得中止工作，不连续施工时，结束时，必须接顶封帮，确保工作地点安全。10、顶空处必须用坑木或道木背实，严禁空顶作业。11、替棚工作至少三人以上配合作业，严禁单人作业，跟班队长全面负责质量验收及安全工作。12、替棚后，浮煤清净，高度达到1.6m,同时及时用单体柱和型梁同原超前支护联在一起，均设防倒措施（使用防倒链、站木鞋）。13、替棚过程中瓦检工经常检测工作地点及附近瓦斯浓度，瓦斯超限时，严禁工作。六、乳化液泵站（一）泵站选型、数量安装一套BRW125/31.5型乳化泵，两泵一箱
31、，一用一备，32高压胶管向采面供液，用液压接头连接。（二）泵站设置位置乳化液泵站选-200水平西运输大巷设立乳化液压泵站。第二节 工作面顶板管理采用全部垮落法管理顶板附图五：工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图（平面、剖面图）第三节 上、下安全出口及超前支护段顶板管理1、工作面上、下出口采用型钢梁，支架梁长4m，高度不低于1.6米。2、工作面上安全出口为4米，下安全出口为5米，高度不低于1.6米，不得出现积水；上、下尾巷及时回收滞后不超过1m，若打不实用煤袋打实。3、若超前替棚段出现淋水，根据淋水情况，在超前支护段增加木垛位置，并留出行人道。4、工作面回采过程中当切巷距钻场30米时，要求对钻
32、场U型钢采用直径为不少于200mm的坑木进行替棚回收，并用编织袋装煤填实，钻场口巷道内支设木垛（规格：长1.0m宽0.6m）并接顶严实，木垛不少于2个。5、工作面超前支护及安全出口段，加强水路管理，严禁出现积水，确保切巷涌水能顺利流出。6、对工作面上、下两巷顶板淋水严重地段进行打钻，下套管集中疏排，防止顶板出现离层断裂，顶板泥岩遇水膨胀，压力增大及水路堵塞，受水压影响，造成巷道矿压急剧增大，致使巷道压垮、堵塞；具体由地测部拿出设计方案，探水队组织实施。7、加强工作面支柱初撑力及支柱迎山检测工作，坚持二次注液，确保支柱支护质量合格。第四节 矿压观测安装工作面和初放期间，支架必须根根监控，正常回采
33、期间，第一排支架的监控率不低于30%，第二排不低于10%，有重点有选择地监控，发现达不到要求应及时补液。成立矿压观测小组，组长：王满仓，成员：翟书西、景建财等。观测小组必须做到以下要求：（1）、要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。（2）、矿压观测人员每班测出的数据，有组长负责收集，整理要及时将工作面情况向生产矿长、安全矿长、总工汇报、采取应急措施。（3）、观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，有权让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。（4）、观测人员发现支柱工作阻力达到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象。提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向生产矿长和调度室汇报。第
34、四章 生产系统第一节 运输一、运输设备选择和安装工作面使用40T刮板输送机、运输巷使用650mm皮带40T刮板输送机，除运输大巷与斜井交接处使用煤仓转载外，其余全部是直接转载。工作面中部下端及运输巷交接处各安装一台刮板输送机，机头机尾必须用原木打有压头柱和机尾柱，并且固定牢稳。二、运煤系统工作面工作面下付巷采区煤仓12上仓斜巷主井底煤仓地面三、运料系统地面副井井底车场200水平西大巷12石门12石门上山1201工作面下付巷四、备品备件作好备品备件供应，其中电机、变速箱存放在下付巷机头前510米处。附图六：运输系统示意图第二节 一通三防与安全监控工作面下运输巷贯通了4 个石门巷道，除进风石门外，
35、其余4个石门都必须安装隔离石门。+175m水平输送带绕巷和提矸井绕巷分别安装一组正反向隔离风门。，风门能自动关闭并且一、工作面实际需要风量的计算工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、炸药和同时工作的最多人数分别进行计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要的风量。1、按瓦斯涌出量计算Q采=100Q瓦K瓦=1000.881.4=123.2m3/min式中：Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min； Q瓦 工作面瓦斯绝对涌出量 取0.88 m3/min K瓦采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；2、按良好的气候条件计算：Q采=60V采S采K采=601.0
36、6.40.9=345.6m3/min式中 V采回采工作面适宜风速，炮采工作面取1.0m/s； S采回采工作面平均有效断面，取6.4m2； K采工作面长度系数，取0.9。3、按一次炸药消耗量计算：Q采=25AC =2512=300m3/min式中 AC掘进工作面一次使用最大炸药量12kg4、按同时最多人数计算：Q采=4N=488=352m3/min式中Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min；N工作面交接班的最多人数，取88人。按上述四个条件计算结果取最大值Q采=352m3/min3、风速验算根据煤矿安全规程规定，采煤工作面最低风速为0.25 m/s,最高风速为4 m/s的要求进行验算.即采煤
37、工作面风量应满足：4、按炸药用量计算Q=25A式中 A采煤工作面一次爆破的最大炸药用量，16kg。由此求得 Q=400 m3/min45、按风速计算工作面的最小风量 Q154.22 m3/min=126 m3/min工作面的最大风量Q2404.22 m3/min=2016 m3/min15S Q采240S式中：S采煤工作面平均断面积为6.4m2； 156.4=96 m3/min Q采 =352m3/min 2406.4=1536 m3/minQ采=352m3/min根据以上计算，工作面实际需要风量取最大值352m3/min。二、通风路线新鲜风流：地面副井井底车场-200水平西大巷12采区石门石
38、门上山1201下付巷1201工作面污风风流：1201工作面1201上付巷12上仓斜巷总回风巷风井地面三、瓦斯防治（一）瓦斯检查（设点、次数）采面设置甲烷传感器，监测报警仪，悬挂在采面进回风巷的风流中。采面配有专职瓦斯检查工，每班检查瓦斯不少于2次。（二）瓦斯监测地面采用KJ95N型安全监控系统，主机型号为RACKMountpc610型，使用UPS电源，采用RVYVR4/0.52型电缆，通过副井、200水平西大巷到1201上付巷与采煤工作面的瓦斯传感器相接，监测瓦斯情况。安装位置：1、工作面上付巷巷道内安设3台甲烷传感器，T0设置在工作面上隅角、 T1设置在上安全出口向外10m处；T2设置在距回
39、风巷口10 15m处，上隅角设置便携。2、断、复电瓦斯浓度及断电范围：（1）断电值：T01.5%CH（2）断电值：T11.5%CH4。（3）断电值：T21.5%CH4。（3）断电范围：T0、T1、T2工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备。（4）复电值：T01% CH4， T11% CH4，T21% CH4。（5）报警值：T01% CH4， T11% CH4，T21 % CH4。3、监控设施管理措施：（1）甲烷传感器必须安设在支护完好处，防止冒顶及其它损坏。（2）甲烷传感器只有监控人员有权标校，每七天用标准气样标校一次，日常若有故障，应及时处理。（3）工作面巷道内及回风流中所有本质安全
40、型电气设备都必须同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，监控负责人安设瓦斯电闭锁，施工单位负责断电器电源线和控制线的开关指定、接线端的日常维护，严禁将瓦斯电闭锁私甩不用。（4）因瓦斯超限断电的电气设备，都必须在瓦斯浓度降到规定值以下时，方可人工复电。（5）洒水降尘时，严禁将水洒到传感器和接线盒上，以免造成传感器损坏和误超限事故的发生。（6）每次甲烷传感器出现故障时，必须切断甲烷传感器控制区域内的电源，即监控系统具有的故障闭锁功能。附图七：监控系统示意图四、综合防尘系统（一）防尘管路系统工作面防尘水源要用矿井防尘管网中水，供水主管路必须用不小于直径40mm的钢管不得用胶制高压管代替，工作面上付巷每隔100米
41、，下付巷每隔50米在水管上设置三通阀门，水管长度保证距工作面不大于30m的距离。工作面上付巷供水水源来自12上仓斜巷供水管网。上付巷供水用于水幕、煤层注水、隔爆水袋供水及巷道除尘；下付巷水源来自12采区石门上山供水管网，供水用于水幕、转载点喷雾、煤层注水、隔爆水袋供水及巷道除尘；供水线路上付巷：地面副井底-200水平西大巷12采区石门12采区上仓斜巷-1201上付巷下付巷：地面副井底-200水平西大巷12采区石门石门上山-1201下付巷（二）防尘措施1、采面每班设专人进行煤壁注水，并保证注水质量。2、采煤工作面使用水炮泥，爆破前后冲洗煤壁，爆破后喷雾降尘，装煤、放煤时洒水。3、各转载点要设置喷雾装置并做到开机开水，防尘管路三通间距不得超过100m，并定期冲刷巷道。4、煤仓应保持一定存煤，不得放空，并及时清除巷道中的浮煤。5、采面回风巷安设风流